Гравитационные методы обогащения

Гравитационные методы обогащения

Для извлечения крупного свободного золота перед флотацией и цианированием применяют гравитационные методы.

Необходимость выделения крупного золота (0,1-0,2 мм и более)", которое присутствует практически во всех рудах, определяется следующими причинами:
— время растворения крупных частиц при кианировании чрезмерно велико;
— частицы крупного золота в цикле дробление — измельчение затираются, в них запрессовываются другие минералы; в результате падаетих флотационная активность и затрудняется контакт с цианистыми растворами;

— осуществляется быстрая реализация значительной части золота (30—60 %) в голове процесса простыми и дешевыми способами.

До 30-х гг. прошлого века крупное золото амальгамировали с одновременным измельчением руды, используя бегунные чаши (в СССР) и толчеи (за рубежом). Так как производительность бегунных чаш была мала (25—50 т/сут руды), в дальнейшем перешли к измельчению в мельни-
цах. Попытки совмещать амальгамацию и измельчение в мельницах были неудачными из-за диспергирования (пемзования} ртути, «размазывания» золотосодержащей амальгамы по оборулованию и ее уноса в
ХВОСТЫ.
На современных фабриках мельницы работают в замкнутом цикле с классификаторами (реечные, спиральные, чашевые, гидроциклоны). Освободившиеся от связи с породой частицы золота из-за высокой плотности (17—18 г/см3) осаждаются в классификаторе и накапливаются в циркулирующей нагрузке мельницы. Осевшее в классификаторе относительно крупное золото с песковой фракцией возвращается в мельницу, так как вследствие высокой пластичности золото измельчается с трудом.
Руда (700%) Пески 400 %) В цикле мельница—классификатор зо-вают минеральные зерна, имеющие различные диаметры (условные) и плотности .

золотосодержащая руда, которая измельчается в мельнице до крупности —0,15 мм. Примем, что величина циркулирующей нагрузки равна 400 % (обычно 300—500 %), а классифика-

тор отрегулирован для получения в сливе зерен кварца с максимальной
крупностью 0,15 м (рис. 4.15).

Для определения скорости падения утвердых частиц подобной круп-

ности применимо уравнение Стокса, которое для воды имеет вид:

у= 54,542(6 — 1), см/с,

где 4 — размер шарообразной частицы, см; 6 — ее плотность, г/смз.
Это значит, что вслив классификатора уйдут частицы золота, размер которых в 3, [5 раза меньше частиц кварца, т. е. 0,15:3,15 = 0,05 мм и меньше.

Более крупные частицы будут осаждаться в классификаторе, накапливаясь в циркулирующей нагрузке. Из-за этого содержание золота в песковой фракции будет в 5—10 раз превышать его содержание в исходной руде. Поэтому крупное свободное золото непрерывно выводят из цир-кулирующей нагрузки, не давая ему «затираться» в мельнице. Для этого используют гравитационные аппараты, которые удобно включать в замкнутый цикл на выгрузке из мельницы.

Чтобы не нарушать устойчивости работы замкнутого цикла, гравитационные аппараты должны отвечать ряду обязательных требований.
Среди них:
— компактность;
— устойчивость работы на крупном (до 12—15 мм) питании и на плотных (Ж.Т = 1:1) пульпах;
— сохранение самотечности пульпы из мельницы в классификатор;
— извлечение крупного свободного золота на уровне 15—50 % (чаще всего 20—35 %).
Следует отметить, что в гравитационный концентрат при переработке руд состава более сложного, чем кварцевые, будут переходить сульфиды, содержащие тонкодисперсное золото, а также стальной скрап, вызывающий повышенный расход цианила при растворении.
Гравитационные методы часто используют для переработки промпродуктов операции флотации, а также для перечистки хвостов цианирования и флотации и извлечения золота из огарков окислительного обжига концентратов.
Анализ работы золотоизвлекательных фабрик ЮАР показал, что общее извлечение золота из руд, перерабатываемых по комбинированной схеме, тем выше, чем полнее извлечено свободное золото гравитационными способами. Эта закономерность обусловлена тем, что ни флотация, ни цианирование не обеспечивают извлечение всех форм свободного золота: при флотации не извлекаются крупные частицы металла {крупнее 0,074 мм) и частицы с покрытиями из гидроксидов железа и марганца, а также из глинистых минералов; при цианировании с хвостами теряются частицы с плотными покрытиями, непроницаемыми для цианистых растворов, и нс успевшие раствориться крупные частицы.
Еше больше теряется свободного золота при обработке руд по схемам селективной флотации. Используемые при этом реагенты-подавители (цианистые соли, сернистый натрий, известь и др.) подавляют флотационную способность золота, которое переходит в хвосты или промпродукты; многочисленные перечистки селективных концентратов также являются причиной потерь золота
В ЮАР около 75 % всех золотоизвлекательных фабрик применяют гравитацию, которая обеспечивает извлечение 25—75 % исходного золота (золото в рудах ЮАР тонкодисперсное крупностью примерно 100 %
—0.[ мм).

Применительно к предприятиям ЮАР (руды Витватерсранда) показано, что с ростом извлечения золота перед цианированием общее извлечение его из руды тоже увеличивается. Так, при прямом цианировании рулы общее извлечение составило 95,9 %, а при извлечении золота перед цианированием гравитацией на уровне 70 % общее извлечение возрастает до 98,3 %, т. е. на2,4 %. При этом обеспечивается дополнительный эффект за счет последующего сокращения временицианирования и снижения потерь золота с отвальными хвостами. Увеличение извлечения золота перед пианированием с помощью гравитации до 50 % против 38—39 % снижает его потери с хвостами на 0,3—0,6 %.

Для фабрик ЮАР характерно одностадиальное гравитационное обогащение измельченных руд, что объясняется равномерной тонкозернистой вкрапленностью золота в рудах. В тех случаях, когда перерабатывают руды © неравномерно вкрапленным золотом, выделение его перед цианированием должно быть стадиальным.
Для выделения крупного (+0,2 мм) золота применяют отсадку в цикле измельчения и классификации, а сливы классификаторов поступают на П стадию извлечения золота. На предприятиях небольшой производительности для этого применяют обогащение на шлюзах с мягким покрытием.
На ряде зарубежных прелприятий руды с низким содержанием золота перерабатывают только с использованием гравитационного концентрирования. Так, в Австралии на заводе фирмы «Кэмбалда Никкель» никелевые руды, поступающие из рудников Хант, Фишер и Силвэ Лейк,
пропускают через шлюзы, получая -9 т/ч грубого золотосодержащего концентрата. Первичные золотые руды, добываемые на руднике Хант, также поступают на гравитационное обогащение. Хвосты гравитации флотируют, получая никелевый концентрат, из которого дополнитель-
но выделяют золото на илюзе. На руднике Ботгл-Маунтин (США) из руды выделяют крупное само-
родное золото перед сорбционным переделом. На фабрике после измельчения в шаровой мельнице руда поступает в батарею гидроциклонов. Пески одного из гидроциклонов направляют во вторую шаровую мельницу, далее после гидроциклонирования и грохочения надрешет-
ный продукт (+3,36 мм) поступает в две отсадочные машины размером 1,07х2,14 м. Концентрат гравитационного обогащения перечишают на двух концентрационных столах, в магнитном сепараторе и снова на столе. Перечищенный гравитационный концентрат, содержащий 60 % зо-лота, отправляют на аффинаж.
На фабрике рудника Хоумстейк (США) до 30 % золота извлекают с помошью гидравлических ловушек, установленных между стержневой и шаровой мельницами и между шаровой мельницей и реечным классификатором.
ВЮАР применяют следующие гравитационные аппараты: барабанные (трубные) концентраторы, ленточные шлюзы Энлдесса, концентрационные столы, винтовые и конусные концентраторы Рейчерта. ВСША на золотоизвлекательных фабриках применяют аппараты спирального типа, концентрационные столы, отсадочные машины, гидростатические сепараторы Кнельсона (Кпе!5оп), и гидроклассификаторы Левиса.
Наиболее распространены отсадочные машины типа «Юба», «Пан Америкен», «Бендэляри», «Гарц», которые работают на крупных золотодобывающих предприятиях Калифорнии, Колумбии. Замена шлюзов на отсадочные машины обеспечила увеличение извлечения золота до 60—80 %.
Обычно применяемые за рубежом трубные классификаторы имеют барабан диам. 180, длиной 610 мм при угле наклона 2,5—5,0°.

Ленточные шлюзы Эндлесса имеют наклон 10°, скорость вращения ленты 0,25 м/с, размер улавливающей поверхности шлюза [,5Х3,0 м. Пульпа, поступающая на шлюз, содержит 40—50 % твердого, производительность шлюза по твердому 1,3 т/ч при извлечении золота -60 %.

Используемые для гравитационного обогашения концентрационные столы имеют производительность по твердому до 45 т/ч при извлечении золота 40 %, расстояние между рифлями на столе 6, высота 3 мм.
Использование конусных концентраторов Рейчерта позволяет перерабатывать материал размером вплоть до 0,038 мм при плотности пулпы 30—35 %, при этом обеспечивается 40—50-кратное обогащение.
Конусный концентратор изготовляется из стеклопластика, причем дляосновных рабочих узлов используются легкозаменяемые детали из пластика, резины или нержавеющей стали. Разработаны двух-, трех- и четырехступенчатые концентраторы с одним или двумя конусами. В последней конструкции в распределительном конусе предусмотрен резиновый делитель исходного материала между двумя концентрическими конусами по всей внешней окружности (рис. 4.16). Каждый конус оборудован двумя периферическими неподвижными отсекателя-
ми. Производительность концентраторов по твердому 50—90 т/ч Перел подачей на конусные
сепараторы проводят подготовку исходного питания по крупности и плотности: из него уда-
ляют материал крупностью 3 мм (иногда | мм), содержание класса —0,03 мм не должно превы-
шать 8 %. Плотность пульпы поддерживается стабильной, так как конусные сепараторы гораз-
до чувствительнее к этому параметру, чем к скорости подачи исходного питания, которая мо-
жет колебаться в широком диапазоне.

Винтовые концентраторы

Рейчерта допускают колебания в скорости подачи питания в пределах 75—125 % от номина-
ла, при этом они работают на более крупном питании (от 0,07 мм и выше). Разработан винтовой концентратор, состоящий из желоба, который укреплен вокруг центральной пустотелой колонны. Отличительной особенностью концентратора является наличие на каждом витке разгрузочного ус-
тройства, дающего возможность регулировать выход концентрата и промпродукта, от-
секаемых из потока пульты на спиральном желобе (рис. 4.17). Разгрузочное устройство в плане имеет вид прямоугольника, монтируемого заподлицо с поверхностью желоба, по пазам в боковых стенках которого передвигается пластина с закрепленным на ее конце отсекателем концентрата. По продольному пазу в пластине передвигается язычок, изменяющий величину отверстия для отбора промпродукта. Под разгрузочным отверстием размещается сборная камера с патрубками для концентрата и промпродукта. Разгрузочное отверстие изготавливают из пластмассы, а спиральный желоб — изармированного фибергласса, при этом его рабочая поверхность покрыта полиуретановым эластомером для повышения сопротивляемости абразивному износу.
Производительность спирального классификатора от 1,3 до 2,7 т/ч при условии предварительного обесшламливания материала, содержание твердого в перерабатываемой пульпе 20—50 %. При переработке золотосодержащих материалов степень одностадиального обогащения в спи-
ральном классификаторе Рейчерта составляет 50 при извлечении в концентрат -90 %.
В настоящее время на золотоизвлекательных предприятиях США и Канады используют около 300 классификаторов Рейчерта.
Фирма «Бэтемен Энджиниринг» (США) выпускает промышленный сепаратор центробежного типа, предназначенный для извлечения мелкого золота (сепаратор Кнельсона). Сепаратор имеет производительность 40 т/ч и работает периодически с циклом набора концентрата в течение смены (6-8 ч). Этот сепаратор менее чувствителен к форме частиц золота и по сравнению с обычными гравитационными аппаратами обеспечивает эффективное извлечение пластинчатых зерен. Он извлекает золото крупностью от 6,4 мм до нескольких микрометров. Степень концентрации обогащения в нем достигает 1000.
Сепаратор Кнельсона представляет собой вертикальный ротор,выполненный в форме конуса с двойными стенками. Футеровка ротора ступенчатая, образующая кольцевые канавки треугольного сечения. Питание сепаратора осуществляется через центральную трубу, не дохо-дящую до дна ротора. Внутренняя коническая поверхность имеет перфорацию для подачи воды из межстенного пространства конуса. Подача разрыхляющей воды позволяет увеличить частоту вращения ротора и, следовательно, производительность. Достигаемое ускорение в роторе 60е. Расход разрыхляющей воды достигает 400 дм3/мин для сепаратора диам. 760 мм при производительности 45 т/ч по пескам крупностью —6 мм. Выход концентрата за один сполоск сепаратора - 150 кг, другие данные приведены в табл, 4.5.
В промышленной установке 6 больших сепараторов работают параллельно в первой стадии основного обогашения. Для перечистки концентратов первой стадии используется сепаратор меньшего диаметра, который работает во время сполоска первичных сепараторов, осуществ-ляемого один раз в смену.
В последние годы интенсивно ведутся работы по созданию новых гравитационных аппаратов, более производства .

Эффективными аппаратами для извлечения мелкого золота являются короткоконусные гидроциклоны (центробежные концентраторы). Эти аппараты по сравнению с обычными классифицирующими гидрониклонами обеспечивают более полную концентрацию золота в пе-ски с меньшим выходом последних.

На золотоизвлекательных фабриках короткоконусные гидроциклоны применяют чаще всего в качестве дополнительных аппаратов к отсадочным машинам и обогащают в них готовые продукты измельчительно-классификационных циклов. В этих случаях извлечение золота в гравитационный концентрат возрастает на 10—20 %, и потери металла с хвостами послелующего процесса (флотации или цианирования) сокрашаются на 1,5-2,5 %.
Развитые схемы гравитационного обогащения с использованием короткоконусных гидроциклонов и других аппаратов позволяют не только повышать извлечение золота, но и в ряде случаев качественно изменять (упрощать) технологию переработки золотых руд. Так, для руд, пе-рерабатываемых по схеме: гравитационное обогащение, флотация, цианирование хвостов, снижение потерь золота с хвостами флотации за счет совершенствования технологии гравитации и флотации иногда настолько сушественно, что появляется возможность исключить из схемы цианирование.
Короткоконусные гидроциклоны зарекомендовали себя и при обогащении золотосодержащих руд цветных металлов. На этих объектах гидроциклоны используют в циклах второй или третьей стадий измельчения руд, в циклах доизмельчения коллективных концентратов, на различных промпродуктах флотации. Концентраты обычно перечищают на концентрационных столах. Общее извлечение золота за счет гравитационного обогащения повышается обычно на |-2 %.
На золотоизвлекательной фабрике Вестерн-Дип-Левелс (ЮАР) аналогичные гидроциклоны диам. 300 мм установлены на разгрузке мельниц второй стадии измельчения (крупность питания 75 % класса —0,074 мм). При выходе песков 35 % извлечение в них золота составляет-80 %. На фабрике Вестерн-Холдингс (ЮАР) тонкое золото извлекают в обогатительных гидроциклонах с углом конусности 120°. Эти короткоконусные гидроциклоны диам. 400 мм установлены на фабрике вме-сто трубных концентраторов и обогащают пески классифицирующих гидроциклонов второй и третьей стадий измельчения. Крупность питания составляет 64 % класса —0,15 мм, выход песков 30 % при извлечении золота в концентрат 70 %. Концентрат (пески) обогатительных гидроцик-лонов перечищают на ленточных шлюзах и отправляют на плавку
В некоторых случаях гравитационными способами целесообразно извлекать золотосодержащий пирит, серебросодержаший галенит и другие тяжелые минералы. На канадской фабрике Эфтон в цикле второй стадии измельчения отсадкой, помимо золота, извлекают самороднуюмедь.
Черновые гравитационные концентраты обычно перечищают на концентрационных столах, иногда после доизмельчения. Столы малопроизводительны и недостаточно полно улавливают мелкое золото. По этим показателям эффективнее центробежные сепараторы, однако это периодически действующие аппараты. За последнее время появилось много аппаратов, представляющих интерес для доводки концентратов" батарейные гидроциклоны Мозли, орбитальные шлюзы Бартлес — Мозли и др.